采矿工程毕业设计（论文）-双鸭山矿业集团东荣四矿2.4Mta新井设计【全套图纸】

I 摘 要 本设计矿井为双鸭山矿业集团公司东荣四矿 2.4Mt/a 新井设计，共有 5 层 可采煤层，平均总厚度 16m，倾角 16。设计井田的可采储量 220.7Mt，服务 年限为 65.7a。 本矿井设计采用双立井方案开拓，划分两个水平，一个工作面达产。采用 分组集中大巷布置，大巷采用 10t 架线式电机车牵引 5t 底卸式矿车运输，采 煤方法为走向长壁采煤法，采煤工艺为综合机械化采煤工艺，采空区处理方法 为全部垮落法。 由于本人水平有限，加之时间紧迫，错误和不妥之处，恳请各位专家和老 师不吝指正。 关键词：开采水平 井田开拓 可采储量 全套图纸，加全套图纸，加 153893706 II Abstract This design is made for the forth Dongrong coal mine of Shuangyashan mine company,This shaft is a 2.4 millon tones new one,It has totally five available designed the coal seam, average thickness is 16 rice. There are 220.7 millon tone recoverable reserves, the length of service is 65.7 years。 Double vertical shaft development method is used in the degsined, dividing the line two levels, a work reaches to produce. The big lane in concentration in adoption arranges, the big lane adopts 10 ton dor-bottom mine car lead 5 ton bottom solid mine car, adopting coal method is longwall coal mining method, the coal winning technology is full-mechanized, adopting empty the area handles method as all falls the method. In the course of this design ,I get my derectorsguide,But the time is less,and my ability is limit,please experts to help me modify it,I accept humblely。 Key Words:mining level vertial shaft development development recoverable reserves III III 目 录 摘 要 .I Abstract .II 目 录 III 绪 论 VII 第 1 章 井田概况及地质特征 .1 1.1 井田概况.1 1.1.1 交通位置.1 1.1.2 气象和地震.2 1.1.3 地势和河流.2 1.1.4 水源及电源.2 1.1.5 煤田开发历史及近况.2 1.2 地质特征.3 1.2.1 矿区范围内的地层情况.3 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造.4 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征.5 1.2.4 岩石性质、厚度特征.6 1.2.5 井田水文地质情况 .6 1.2.6 煤质、牌号及用途.6 1.2.7 瓦斯、煤尘及煤的自燃性.7 1.3 勘探程度及可靠性.7 第 2 章 井田境界 储量 服务年限 .8 2.1 井田境界.8 2.1.1 井田周边情况.8 2.1.2 井田境界确定的依据.8 2.1.3 井田未来发展情况.8 2.2 井田储量.8 2.2.1 井田储量的计算.8 2.2.2 保安煤柱.9 2.2.3 储量计算方法.9 2.2.4 储量计算的评价.9 2.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限10 IV 2.3.1 矿井工作制度10 2.3.2 矿井生产能力的确定10 2.3.3 矿井设计服务年限11 第 3 章 井田开拓 12 3.1 概述12 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述12 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况12 3.2 矿井开拓方案的选择12 3.2.1 井硐形式和井口位置12 3.2.2 开采水平数目和标高17 3.2.3 开拓巷道的布置19 3.3 选定开拓方案的系统描述20 3.3.1 井硐形式和数目20 3.3.2 井筒位置及坐标20 3.3.3 水平数目及高度20 3.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置21 3.3.5 井底车场形式的选择22 3.3.6 煤层群的联系23 3.3.7 采区划分23 3.4 井筒布置及施工23 3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井硐维护23 3.4.2 井筒布置及装备24 3.4.3 井筒延伸的初步意见25 3.5 井底车场及硐室26 3.5.1 井底车场形式的确定及论证26 3.5.2 井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度26 3.5.3 井底车场通过能力验算27 3.5.4 井底车场主要硐室29 3.6 开采顺序29 3.6.1 沿井田走向的开采顺序29 3.6.2 沿煤层垂直方向的开采顺序29 3.6.3 采区接续计划30 3.6.4 “三量控制”情况30 V 第 4 章 采区巷道布置与采区生产系统 32 4.1 采区概况32 4.1.1 设计采区位置、边界、范围采区煤柱32 4.1.2 采区地质和煤质情况32 4.1.3 采区生产能力、储量及服务年限32 4.2 采区巷道布置33 4.2.1 区段划分33 4.2.2 采区上山布置33 4.2.3 采区车场布置34 4.2.4 采区煤仓形式、容量及支护41 4.2.5 采区硐室简介42 4.3 采区准备44 4.3.1 采区巷道准备顺序44 4.3.2 采区巷道的断面图及支护方式44 第 5 章 采煤方法 47 5.1 采煤方法的选择47 5.2 回采工艺47 5.2.1 选择和决定回采工作面的工艺过程及使用的机械设备 47 5.2.2 选择采煤工作面循环方式和劳动组织形式48 第 6 章 井下运输和矿井提升 50 6.1 矿井井下运输50 6.1.1 运输方式和运输系统的确定50 6.1.2 矿车的选型与数量50 6.1.3 采区运输设备的选择52 6.2 矿井提升系统53 6.2.1 提升方式53 6.2.2 矿井主提升设备的选择53 第 7 章 矿井通风与安全 56 7.1 通风系统的确定56 7.1.1 概 述.56 7.1.2 矿井通风系统的确定56 7.1.3 主扇工作方式的确定56 7.2 风量计算和风量分配56 VI 7.2.1 矿井风量计算的规定56 7.2.2 采掘工作面及硐室所需风量的计算 57 7.2.2 风量分配60 7.2.3 风量调节方法与措施 60 7.2.4 风速的验算 60 7.3 矿井通风阻力的计算61 7.3.1 确定全矿井最大通风阻力和最小通风阻力 61 7.3.2 矿井等积孔的计算 63 7.4 通风设备的选择64 7.4.1 主扇的选择计算64 7.4.2 电动机的选择65 7.4.3 反风措施65 7.5 矿井安全技术措施65 7.5.1 预防瓦斯和煤尘爆炸的措施65 7.5.2 预防井下火灾66 7.5.3 预防水灾措施66 第 8 章 矿井排水 67 8.1 概述67 8.1.1 矿井水的来源及性质67 8.1.2 涌水量67 8.2 矿井主要排水设备67 8.2.1 排水方式与排水系统简介67 8.2.2 主排水设备及管路的选择计算68 第 9 章 技术经济指标 70 总 结 72 致 谢 73 参 考 文 献 74 附录一 .75 附录二 .82 VII 绪 论 本设计为双鸭山矿业集团东荣四矿新井设计，年产 2.4Mt，服务年限为 65.7a。所设计的依据来自毕业实习时对东荣四矿所收集的地质资料。在本 设计中，应用到了技术比较和经济分析。通过技术比较和经济分析，确定 了本设计矿井采用双立井开拓方式，划分两个水平开采，一水平标高- 420m，采用上山开采，二水平标高-650m，采用上下山开采。大巷布置方 式采用分组集中大巷，采煤方法为走向长臂采煤法。 本设计所涉及到的内容主要有井田概况及地质特征，井田境界、储量、 服务年限，井田开拓，采区巷道布置，采煤工艺，井下运输和矿井提升， 矿井通风与安全，矿井排水，矿井主要技术经济指标。通过对这些内容的 研究，可使我对矿井各系统有一个较全面的了解。 通过对双鸭山东荣四矿的初步设计，进一步巩固所学的理论知识，培养 应用所学知识解决工程设计以及相关实际问题的能力，自学能力以及独自工 作能力。这些对于在日后的工作中将会给我很大的帮助。 1 第 1 章 井田概况及地质特征 1.1 井田概况 1.1.1 交通位置 东荣四矿位于黑龙江省集贤煤田东南端，西南距福利屯 38km，经福利屯 到双鸭山矿业集团所在地双鸭山市为 46km，经福利至富锦县公路穿过本 井田中部，交通较方便，详见图 1-1。 图 1-1 交通位置图 2 1.1.2 气象和地震 本区属寒温带大陆性气候，冬季寒冷，夏季气温较高，年平均最高气温 为 19.122.7，年平均最低气温为-16.4-22.9，最低气温达-34。 年降水量 318.5386.5mm，年蒸发量 982.3.51502.6mm；年平均风速 4.24.7m/s，最大风速可达 2.3 m/s，风向多偏西风。每年十月至次年五月 为冻结期，最大冻结深度 1.582.12m。 根据国家地震局资料，集贤及其邻区地震烈度在 6以下，无强烈地震 记载。 1.1.3 地势和河流 本井田位于三江平原的西南部，地势低平，地表标高+83m+87m。井田 东部有双山子，标高+174m；西依索利岗山，标高为+227.9m；南邻完达山北 麓；北面广阔平坦。 井田内没有大的河流，只有二道河子等季节性河流从西、南两个方向流 入本区。雨季，二道河子流量为 5.9m3/s。 1.1.4 水源及电源 本区内第四系地层广泛分布，地下含水量丰富，供水水源较充足。 双鸭山地区现有变电站两座及正在兴建的大型火力发电厂一座。供电电 源容易解决。 1.1.5 煤田开发历史及近况 双鸭山矿业集团距本矿井约 46km，双鸭山矿业集团现有生产矿井 8 对， 井田内没有生产、在建及停闭矿井。但在井田外的西南方约 15km 处有正在生 产的双鸭山矿业集团集贤煤矿，西南约 18km 处有集贤县升平小煤矿。 集贤煤矿采用双立井开拓，设计生产能力 0.6Mt/a，一水平标高为- 150m，目前正采 9#、15#和 16#三个煤层,矿井的正常涌水量 110m3/h，最大涌 水量 155 m3/h，矿井属低瓦斯矿井。 3 1.2 地质特征 1.2.1 矿区范围内的地层情况 本井田的可采煤层均赋存在上侏罗系鸡西群城子河组，晚侏罗系地层不 整和于元古界古生界基底上，基底由元古界麻山群泥盆系青龙山组及侵入 的花岗岩组成，详见表 1-1 地层系统表。 表 1-1 地层系统表 界系统（群）组厚度（m） 全新统1020 全新统温泉河组2040 上更新统顾乡屯组1040 中更新统4080 第 四 系 下中新统白山土组1550 新 生 界 第三系上新统富锦组121 穆棱组7570 城子河组887 中生界 侏罗系 上统 （鸡西群） 东荣组250 古生界中统青龙山组不清 元古界麻山群不清 第三系地层，除在井田极少数块段缺失，形成“天窗”外，其余各处广 泛存在。该地层由粉砂岩、细砂岩、泥岩组成。岩石胶结松散，以灰绿色为 主，厚度变化较小。 第四系地层在井田内广泛分布，主要由粗砂组成，在砂层上，覆有粘土 及厚度 810m 的黑腐植土。 上侏罗系上统鸡西群城子河组，为井田的主要含煤地层，该层主要由灰 白色长石、砂岩、灰色粉砂岩及少量的泥岩等组成，含煤地层特征详见图 1- 2 含煤地层综合柱状图。 4 层号 煤层号柱状 厚度 岩石名称 岩石描述 粗砂岩 粉砂岩 中粗砂岩 煤 粗砂岩 中砂岩 粉砂岩 煤 粉砂岩 中砂岩 粉细互层 煤 粉砂岩 中砂岩 粉砂岩 煤 粉砂岩 粗砂岩 粉细互层 煤 粉砂岩 13 16 24 26 27 4.7 4.5 2.1 2.4 2.3 浅灰色、石英颗粒、 层状构造、泥质胶结 灰色、水平层理 灰白色、粒度不均匀 灰色、水平层理、 致密坚硬 浅灰色、层理不明显 灰白色、快状、 粒度分选不均匀 灰色、水平层理 黑灰色、半亮型煤 灰白色、石英粒粉、 坚硬、层理不明显 灰白色、快状、 粒度分选不均匀 灰白色、粒度不均匀 灰色、石英沙砾、 硅质胶结、坚硬 黑灰色、玻璃光泽 黑灰色、石英为主 黑灰色、坚硬 黑色、具有玻璃光泽 深灰色、层理不明显 黑灰色、沥青光泽 灰白色、石英为主 灰色、石英砂岩 深灰色、颗粒分选差 图 1-2 含煤地层综合柱状图 1.2.2 井田范围内和附近的主要地质构造 本井田位于三江盆地的西部。区域构造属新华夏系第三隆起带，北段有 一些一级隆起带和凹陷带组成。 本井田的区域构造主要受华夏系和北西向构造应力场的控制。在本井田 范围内主要有四条断层，其特征详见表 1-2 断层发育及落差表。 5 表 1-2 断层发育及落差表 产 状 序 号 编 号 倾向倾角 性质 落差 （m） 可靠性备注 1F70北东向 2030 逆2030可靠 2F32北东向 3040 逆50100可靠 3F9北东向 4060 逆40130可靠 4F84北东向 1040 逆2035可靠 5F85北东向 1535 正3055可靠 1.2.3 煤层赋存状况及可采煤层特征 本井田具有经济价值的可采煤层都集中于鸡西群城子河组，该组地层厚 度为 885m。煤层平均总厚 16m；可采煤层有 13#、16#、24#、26#和 27#煤层， 倾角在 16左右。 可采煤层特征分述如下： 13#煤层：全区发育且稳定，为本区主要可采煤层，煤层结构简单，厚度 较大，煤质稳定，本煤层内没有夹矸，煤层厚度 4.55.0m，平均厚度 4.7m，视密度为 1.3t/m3，顶板为中粗砂岩，平均厚度 7.9m，底板粗砂岩， 平均厚度 5.6m，下距 16#煤层约 30m。 16#煤层：全区发育且稳定，为本区主要可采煤层，煤层结构较简单， 煤质稳定，本煤层在极少数块段内有夹矸，其厚度不超过 0.3m，煤层厚度 4.24.6m，平均厚度 4.5m，视密度为 1.3t/m3，顶板为粉砂岩，平均厚度 6.9m，底板粉砂岩，平均厚度 5.2m，下距 24#煤层约 160m。 24#煤层：全区发育且稳定，为本区主要可采煤层，煤层结构较简单， 煤质变化不大，本煤层内没有夹矸，煤层厚度 1.92.3m，平均厚度 2.1m， 视密度为 1.3t/m3，顶板为粉细互层，平均厚度 6.0m，底板粉砂岩，平均厚 度 9.9m。下距 26#煤层约 20m。 26#煤层：全区发育且稳定，为本区主要可采煤层，煤层结构较简单， 煤质变化不大，本煤层内没有夹矸，煤层厚度 2.12.5m，平均厚度 2.4m， 视密度为 1.3t/m3，顶板为粉砂岩，平均厚度 7.2m，底板粉砂岩，平均厚度 5.9m。下距 27#煤层约 10m。 6 27#煤层：全区发育且稳定，为本区主要可采煤层，煤层结构较简单， 煤质稳定，本煤层在极少数块段内有夹矸，其厚度不超过 0.1m，煤层厚度 2.12.4m，平均厚度 2.3m，视密度为 1.3t/m3，顶板为粉细互层，平均厚度 7.8m，底板粉砂岩，平均厚度 6.4m。 1.2.4 岩石性质、厚度特征 本区内岩性较细，主要由粉砂岩、细纱岩、粗砂岩、粉细互层及煤层组 成。 本矿井所有岩石特征情况详见表 1-3 岩石主要物理力学性质指标表。 表 1-3 岩石主要物理力学性质指标表 名 称 视密度 kg/cm3 孔隙度 % 抗压 强度 102kg/cm3 抗拉 强度 102kg/cm3 变形 模量 102kg/cm 3 弹性 模量 kg/cm3 石英2.652.70.120.515351.03.06 20620 砂岩2.02.65252200.50.40.58110 泥岩2.7 2.851.65.212.830.62.027510 灰岩2.22.75205200.52.018510 砾岩2.32.65151150.21.50.8828 1.2.5 井田水文地质情况 第三系孔隙含水层：在井田内广泛发展，其厚度发育规律为由东南向西 北逐渐增厚，向东变薄。涌水量为 0.001-0.83l/（sm） 。第四系孔隙含水 层：全矿井广泛发展，除山坡地区较薄外，其余均很厚,发育的规律为：由南 向北逐渐增厚。水的主要补给来源是大气降水及山区地下水，涌水量为 0.705-7l/（sm） 。井田内的主要隔水层有第四系顶部粘土，亚粘土，中部 粘土，和第三系泥岩，砂岩层。 本井田最大的涌水量为 135m3/h，正常涌水量为 90m3/h。 1.2.6 煤质、牌号及用途 本矿井煤的挥发份一般大于 40%，属于低变质煤，粘结性较低，煤种主 要是气煤。煤中磷，硫的含量较低，可做为优良的配焦和化工精煤，副产品 7 可供动力和民用。 1.2.7 瓦斯、煤尘及煤的自燃性 本设计矿井初期的瓦斯等级为低瓦斯矿井，相对涌出量为 1.92 m3/t。 并且本矿井有煤尘爆炸危险和自燃发火倾向。 1.3 勘探程度及可靠性 本矿井所在地区，从 1965 年就开始进行地质勘探工作，经过普查，详 查,精查等阶段。采用了钻探，探井和地震相互配合的综合勘探手段。精查阶 段，查明了主要断层和构造及煤层厚度，结构和分布范围；比较可靠地提供 了煤层层位的相对资料和测井成果。 8 第 2 章 井田境界 储量 服务年限 2.1 井田境界 2.1.1 井田周边情况 井田北部以-150m 标高垂直投影为界，南（深部）以-800m 标高垂直投影 为界，西与东荣三矿相邻，按矿区总体设计确定的界线为界，东以 F32断层 为界，井田走向 7.0km,倾向 3.0km。 2.1.2 井田境界确定的依据 1.以地理地形、地质条件作为划分井田境界的依据； 2.井田的走向要有合理的长度，以利于机械化程度的不断提高； 3.划分的井田范围要为矿井发展留有空间； 4.要适于选择井筒位置，合理安排地面生产系统和各建筑物。 2.1.3 井田未来发展情况 随着技术的进步和勘探水平的逐渐提高，井田范围内的探明储量会越来 越精确，有可能在更深部发现可采煤层，或把以前不可采煤层变为可采煤层 加以开发，从而更加合理开发矿产资源。 2.2 井田储量 2.2.1 井田储量的计算 1.本设计矿井的井田工业储量按储量块段法进行计算。 块段储量=块段面积块段平均厚度视密度cos 煤层平均倾角； Mt57.32416cos163 . 125000060 c Z 2.矿井可采储量的计算 CPZZ c )( 式中：可采储量，MtZ 工业储量，Mt c Z 9 永久煤柱损失，MtP 采区回采率,厚煤层不低于 0.75；中厚煤层不低于C 0.80；薄煤层不低于 0.85；地方小煤矿不低于 0.70。 计算得：Mt71.22080 . 0 )69.4857.324(Z 详见表 2-1 可采煤层储量总表。 2.2.2 保安煤柱 保安煤柱的留设主要有保护煤柱的留设，断层带和井筒周边煤柱的留设。 表 2-1 矿井可采储量汇总表 煤炭损失量 水 平 煤 层 号 工业储量 A+B+C (万t) 工业 场地 (万t) 井田 境界 (万t) 断 层 (万t) 开采 损失 (万t) 合计 损失 (万t) 可采 储量 (万t) 133960.4215.4152.1240.8633.61267.32693.1 163791.9206.3157.7230.5618.91213.42578.5 241769.596.373.6107.6288.8566.31203.2 262022.3110.084.1122.9330.1647.11375.2 I 271938.1105.480.6117.8316.4620.21317.9 合计13482.2733.4548.1819.62187.84314.39167.9 135573.9303.2231.9338.9909.61783.63790.3 165336.7290.3222.0324.5870.91707.73628.0 242490.5135.5103.6151.4406.4796.91693.6 262846.2154.8118.4173.1464.5910.81935.4 II 272727.6148.4113.5165.8445.1872.81854.8 合计18974.91032.2789.41153.73096.56071.812902.1 总计32457.11765.61337.51973.35284.310386.122070.0 2.2.3 储量计算方法 本设计矿井的储量计算方法采用块段法来计算。 10 2.2.4 储量计算的评价 本设计矿井的各类储量计算都严格按照提供的地质报告，以现行标准的 有关规定为依据进行的。由于技术水平所限，所计算的各种储量与实际可能 有一定的误差。 2.3 矿井工作制度、生产能力、服务年限 2.3.1 矿井工作制度 根据煤炭工业矿井设计规范规定： 1.本设计矿井年工作日为 330d； 2.矿井每昼夜四班工作，其中三班进行采、掘工作，一班进行检修； 3.本设计每日净提升时间 16h。 2.3.2 矿井生产能力的确定 1.根据煤炭工业矿井设计规范 ，矿井的设计生产能力应为： 大型矿井：1.2、1.5、1.8、2.4、3.0、4.0 及以上（Mt/a） ； 中型矿井: 0.45、0.6、0.9（Mt/a） ； 小型矿井：0.09、0.15、0.21、0.3（Mt/a） ； 除上述井型以外，不应出现介于两种设计生产能力的中间井型。 2.矿井设计生产能力方案比较 本矿井已查明的工业储量为 324.57Mt，估算本井田内工业广场煤柱，境 界煤柱等永久煤柱损失量占工业储量的 16%，按矿井设计规范要求确定本矿 的采区采出率为 80%，由此计算确定本井田的可采储量为 220.71Mt。 根据地质报告的资料描述，煤层储量较丰富，煤层生产能力大以及煤层 赋存深等因素，初步决定采用大型矿井设计。并初步确定三个方案： 方案一：矿井设计生产能力 1.8Mt/a； 方案二：矿井设计生产能力 2.4Mt/a； 方案三：矿井设计生产能力 3.0Mt/a。 按照公式 AKZP/ 式中 为矿井设计服务年限，a；P 井田的可采储量,Mt；Z 11 为矿井生产能力,Mt/a；A 为矿井储量备用系数，一般取 1.4；K 计算得： P1=87.6a； P2=65.7a； P3=48.5a； 经与煤炭工业矿井设计规范相核对，确定 65.7a 为比较合理的服务 年限，即本矿井的生产能力为 2.4Mt/a。 2.3.3 矿井设计服务年限 矿井服务年限计算公式如下： )/(KAZT 式中 矿井设计可采储量，Mt；Z 矿井生产能力，Mt/a；A 矿井储量备用系数，k=1.31.5，根据本矿井实际情况，K 取 k=1.4。 计算得a，其中第一水平服务年限 27.3a，第二水 7 .65)4 . 14 . 2/(71.220T 平服务年限 38.4a。 12 第 3 章 井田开拓 3.1 概述 3.1.1 井田内外及附近生产矿井开拓方式概述 本设计矿井附近没有正在生产的矿井，而在附近只有正在兴建的东荣三 矿，东荣三矿采用双立井开拓；在距东荣四矿 18km 有正在生产的集贤煤矿， 也采用双立井开拓。 3.1.2 影响本设计矿井开拓方式的原因及其具体情况 通过多方案技术经济比较后确定。影响本设计井田开拓方式的具体因素 如下： 地表因素：本井田位于三江平原的西南部，地势低平，地表标高 +85m+87m。井田东部有双山子，标高+174m；西依索利岗山，标高为 +227.9m；南邻完达山北麓；北面广阔平坦。 煤层赋存情况：整个井田的煤层的赋存深度-150-800m,整个矿区共 有五层可采煤层，即 13#、16#、24#、26#、27#，全区发育。煤层走向长度为 7.0km，倾向 3.0km。本井田煤层系缓倾斜中厚煤层，平均倾角 16。 其他因素:构造较简单，只有 F9，F32，F70，F84四条断层。顶底板为粉 砂岩等硬质岩层，稳定性较好。 3.2 矿井开拓方案的选择 3.2.1 井硐形式和井口位置 开拓方式按照井筒的倾角不同可分为平硐开拓、斜井开拓、立井开拓和 综合开拓等四种方式。 1.井筒形式： 13 结合本设计井田的地形条件及煤层赋存特征可知：平硐开拓方式的条件 不具备。因此，排除采用平硐开拓方式。立井开拓和斜井开拓方式在技术上 均可行，综合开拓对工业广场布置和井底车场要求很高，针对本井田的地质 状况，综合开拓方式不可行。依据本井田的地质状况、煤层赋存情况及井型、 服务年限等要求，对本井田开拓方式选择提出两种方案： 方案一：双立井开拓方式(详见图 3-1)； 方案二：双斜井开拓方式(详见图 3-2)； -200 -250 -300 -350 -400 -450 -500 -550 -600 -650 -700 -750 -800 -150 主 井副 井 图 3-1 双立井开拓方式示意图 主井 副井 -200 -250 -300 -350 -400 -450 -500 -550 -600 -650 -700 -750 -800 -150 图 3-2 双斜井开拓方式示意图 方案一与方案二技术上均可行，需要通过详细的经济比较。具体见下表 3-1，表 3-2 ，表 3-3，表 3-4，表 3-5。 14 表 3-1 生产经营工程量表 项目方案一项目方案二 运输提升/万 tkm 工程量 运输提升/万 tkm 工程量 采区上山运输 一区段 21.297940.522 =4905.97 一区段 1.2103240.555= 2749.3 二区段 21.297930.522 =3679.47 二区段 1.2103230.555= 2061.94 三区段 21.297920.522 =2452.98 三区段 1.2103220.555= 1374.62 四区段 21.297910.522 =1226.49 四区段 1.2103210.555= 687.31 大巷石门运输 一水平 1.29830.12.43= 28664.57 一水平 1.28361.242.78 =27893.1 二水平 1.29830.13.48= 410504.98 二水平 1.28434.252.47 =24999.1 立井提升 一水平 1.29830.10.345 =4069.66 一水平 1.28361.240.3 =3010.05 二水平 1.29830.10.65 =7667.48 二水平 1.28434.250.48 =4858.12 采区上山维护 （Km.a） 1.22697915.2 10-4=21.43 采区上山维护 （Km.a） 1.226113010. 210-4=16.6 排水/万 m3 一水平 380243659010- 4=29959.2 一水平 38024365120.2 10-4=40012.2 15 二水平 380243659010- 4=29959.2 二水平 38024365150.2 10-4=49998.6 表 3-2 基建费用表 方案一方案二方案 项目 工程量 /m 单价 /元.m-1 费用 /万元 工程量 /m 单价 /元.m-1 费用 /万元 主井井筒 507+209000474.31839.43000551.8 副井井筒 507+59000406.81839.43000551.8 井底车场 100027002708002700216 主石门 24001662400398.4 运输大巷 4600210096646002100966 初 期 小计 2117.12684 工程量 /m 单价 /元.m-1 费用 /万元 工程量 /m 单价 /元.m-1 费用 /万元 主井井筒 38090003421378.63000413.6 副井井筒 38090003421378.63000413.6 井底车场 100027002708002700216 主石门 710.92400170.65002400120 运输大巷 7000210014770002100147 后 期 小计 1271.61310.2 共计 3388.73994.2 表 3-3 建井工程量表 项目方案一方案二 主井井筒/m 507+201839.4 副井井筒/m 507+51839.4 井底车场/m 1000800 主石门/m 166 初期 运输大巷/m 46004600 项目方案一方案二 16 主井井筒/m 3801378.6 副井井筒/m 3801378.6 井底车场/m 1000800 主石门/m 710.9 后期 运输大巷/m 70007000 表 3-4 生产经营费比较表 方案方案 项目 工程量/ 万 t km-1 单价/元(t km) -1 费用/万 元 工程量/ 万 t km-1 单 价 / 元(t km) -1 费用/万 元 运输提 升 一区段 1235.21.531889.8957.141.761684.6 二区段 956.31.651577.8756.21.951474.6 三区段 820.91.711403.7553.62.541406.1 四区段 452.21.86841.1342.52.87982.9 小计 5712.4 5548.2 大巷及 石门 一水平 39875.50.98239157.738574.20.95536838.4 二水平 25145.50.87121901.724868.40.89922356.7 小计 61059.459195.1 立井 一水平 4825.52.9614283.43654.53.8514069.8 二水平 4846.82.5512359.33648.73.0010946.1 小计 26642.725015.9 运提费 合计 52599.152990.1 维护采 区上山 35.25（ 万 ma- 1） 38 元(am)-1 1339.5 30.8（万 ma-1 38 元(am)-1 1170.4 排水费 17 一水平 12356.20.0861062.610454.480.078815.4 二水平 12356.20.1581952.210454.480.2632749.5 小计 3014.83564.9 合计 150367.9147484.6 表 3-5 费用汇总表 方案方案 方案 项目 费用/万元百分率%费用/万元百分率/% 初期建井费 2117.11002684127 基建工程量 3388.71003994.2118 生产经营费 150367.9102147484.6100 总费用 155873.7101154162.8100 从上述技术经济比较结果可知：虽然方案一的生产经营费略高于方案二， 但是其基建投资费用则明显低于方案二。由于基建费的计算误差一般比生产 经营费的计算误差小得多，所以可以认为方案一相对较优。故本设计矿井采 用双立井开拓。 2.井口位置： 在本设计井田中，提出三种井筒位置方案： 方案一：井筒位于井田浅部； 方案二：井筒位于井田中部； 方案三：井筒位于井田深部。 根据各方案的优缺点初步确定本设计矿井井筒位于井田中部稍靠上方。 井口中心坐标为： 主井：X=44456975，Y=5190781； 副井：X=44456900，Y=5190806； 3.2.2 开采水平数目和标高 1.开采水平划分的原则： 开采水平必须要足够的服务年限，没有足够的服务年限是不合理的。 特别是第一水平，必须按煤炭工业矿井设计规范的有关规定实施，其详 18 见表 3-6 矿井的阶段垂高和表 3-7 矿井和开采水平设计服务年限； 表 3-6 矿井的阶段高度（m） 煤层倾斜倾斜、缓倾斜煤层急倾斜煤层 阶段高度（m）200350100250 具有合理的区段数目； 保正上、下山要有合理的斜长，水平划分直接影响到阶段斜长，合理 的水平划分，应使开采水平范围的井巷工程量和维护费最少，矿井提升、排 水、生产和管理费用最低； 表 3-7 矿井和开采水平服务年限 开采水平设计服务年限/a 井 型 矿井 设计生产能力 万 t/a 矿井设计 服务年限 a 开采 025 的煤层矿井 开采 2545 的煤层矿井 开采 4590 的煤层矿井 600 7630 特 大3005006030 大 120、150、180 、240 5025 2.根据实际情况提出三种方案 方案一：井田划分两个开采水平；一水平标高-350 m，水平垂高 200 m，二水平标高为-600m。一水平实行上山开采，二水平上下 山开采。 方案二：井田划分两个开采水平，一水平标高-420 m，二水平标高- 270m, 三水平标高-650 m。一水平实行上山开采，二水平上 下山开采。 方案三：井田划分三个开采水平，一水平标高-400 m，二水平标高- 600m， 三水平标高-800 m。各水平均上山开采。 表 3-8 储量及服务年限如下： 储量（万 t）服务年限（a） 一水平6790.7720.2方案一 二水平15279.2345.5 一水平9167.5427.3方案二 二水平12902.4638.4 一水平8488.4625.2 19 二水平6790.7720.2方案三 三水平6790.7720.3 3.对各方案的评价 方案一：该方案的阶段垂高符合煤矿安全规程规定，但一水平服务 年限达不到规范要求的服务年限，水平储量严重不足，该方案 在技术上不可行，显然该方案不能用。 方案二：该方案的阶段垂高基本符合煤矿安全规程规定，一水平服 务年限能够满足一水平服务年限不小于 30a 的基本要求，储量 充足，且有利于采区的接续，巷道利用率高。 方案三：该方案的阶段垂高符合煤矿安全规程规定，但较方案二的 工程量较多，该方案在技术上可行，在经济上却不太合理，因 而该方案不可用。 综合上述方案评价，选取方案二为最优方案，即全矿分两个水平开拓， 即划分两个开采水平，一、二水平标高分别为-420 m 和-650 m，一水平垂高 为 270 m，采用上山开采，二水平垂高为 230 m，采用上下山开采。 3.2.3 开拓巷道的布置 开拓巷道是指为全矿井、一个水平或若干采区服务的巷道，如井筒、井 底车场、主要石门、运输大巷和回风大巷（或总回风道） 、主要风井等。本设 计主要考虑运输大巷的布置。 1.开拓巷道布置方式的种类 根据煤层的数目和间距，大巷的布置方式分为单煤层布置（称分煤层运 输大巷） ，分煤组布置（称分组集中运输大巷）和全煤组集中布置（称集中运 输大巷） 。 2.根据实际情况提出的方案 本设计矿井可采煤层共 5 层；即 13#、16#，24#，26#和 27#，各煤层间距 分别为 30 m，160 m，20 m，10 m，据以上条件提出以下两个方案： 方案一：分组集中布置，在 16#和 27#煤层底板中分别布置大巷; 方案二：集中大巷布置，在 27#煤层底板中布置大巷。 其示意图分别见图 3-3 和图 3-4。 20 西一下 西一上 中一下 中一上 东一下 东一上 图 3-3 分组集中大巷布置示意图 西一下 西一上 中一下 中一上 东一下 东一上 图 3-4 集中大巷布置示意图 3.各方案的评价 方案一比方案二多掘一条运输大巷，大巷的长度约 4200m.而方案二比方 案一多掘了石门，总长度约为 4136m。本设计矿井的石门和大巷在各方面基 本上相同，故方案一和方案二的掘进费用相差不多。但布置集中大巷时煤的 运输费用较高，且本矿井服务年限较长，故本设计矿井采用分组集中大巷。 3.3 选定开拓方案的系统描述 3.3.1 井硐形式和数目 本设计矿井采用双立井开拓，即主井、副井，以及一风井。 主井用以提升煤炭，副井用以提矸、升降人员、下放材料和设备及兼作 21 进风井。风井做为全矿的回风井。 3.3.2 井筒位置及坐标 主井井口标高为+87 m，副井井口标高为+85 m，二水平为井筒最终水平。 主井井深 757 m，副井井深 742 m，两井筒中心线间距约为 50 m，主井井筒 直径 6.5m，副井井筒直径 8 m。 3.3.3 水平数目及高度 本井田采用两水平开拓,第一水平标高为-420 m,阶段垂高为 270m,采用 上山开采.第二水平标高为-650m，阶段垂高为 230m，采用上、下山开采。 3.3.4 石门、大巷(运输大巷、回风大巷)数目及布置 1.大巷数目：两条运输大巷、一条回风大巷。 2.大巷布置：大巷布置形式主要有煤层大巷、岩石大巷两种。 本设计矿井对大巷布置提出两种方案： 方案一：煤层大巷布置 方案二：岩石大巷布置 根据煤层大巷和岩石大巷的优缺点，结合本设计矿井的地质条件，由于 本设计矿井煤层有自燃发火倾向，且煤质较软，故本设计矿井采用方案二， 即大巷布置采用岩石大巷布置方式。本设计矿井大巷，石门断面的各项内容 见图 3-5 运输大巷断面示意图，图 3-6 石门断面示意图，以及表 3-9 大巷断 面特征表，3-10 石门断面特征表。 22 15201520 900900 500 1800 1800 4820 5120 2410 图 3-5 运输大巷断面示意图 表 3-9 运输大巷断面特征表 断面积（m2）设计尺寸（m）巷道 形状 支护 方式净掘顶高底宽 净周长 (m) 喷厚 (mm) 半圆形锚喷17.7919.54.214.8211.17270 23 15201520 900900 500 1800 1800 4820 5120 2410 图 3-6 石门断面示意图 表 3-10 石门断面特征表 断面积（m2）设计尺寸（m）巷道 形状 支护 方式净掘顶高底宽 净周长 (m) 喷厚 (mm) 半圆形锚喷17.7919.54.214.8211.17270 3.3.5 井底车场形式的选择 井底车场是连接井筒和井下主要运输巷道的一组巷道和硐室的总称，是 连接井下运输和提升两个环节的枢纽，因此井底车场设计是否合理直接影响 矿井的安全和生产。 根据井底车场的设计依据，设计要求以及井底车场各类型的优缺点，结 合本设计矿井的实际情况，初步拟定本设计矿井井底车场形式为立式环形车 场。 3.3.6 煤层群的联系 本设计矿井井田范围内共有五层可采煤层，即 13#、16#、24#、26#和 27# 24 煤层，由于 16#和 24#煤层间距较大,为 160m。故采用分组集中开采，即 13# 和 16#为上层组，24#、26#和 27#为下层组。 3.3.7 采区划分 根据采区划分的原则，并结合本设计矿井的实际情况，本设计矿井第一 水平划分为六个采区，分别为西一上采区、西一下采区、中一上采区、中一 下采区、东一上采区和东一下采区，详见图 3-7 采区划分示意图。 西一下 西一上 中一下 中一上 东一下 东一上 图 3-7 采区划分示意图 3.4 井筒布置及施工 3.4.1 井筒穿过的岩层性质及井硐维护 本设计井田井筒穿过的岩石大部分为粉砂岩，有少部分的细砂岩和中砂 岩，详见综合柱状图。依据井筒特征及装备情况，对本设计矿井井硐支护形 式提出两种可行方案： 方案一：砌筑式（砂浆砌体） ； 方案二：整体灌注式； 根据各方案的优缺点，本设计井筒支护形式为：混凝土整体灌注式，主 井井壁厚度均为 400mm，副井井壁厚度均为 500mm。 3.4.2 井筒布置及装备 主井为提升煤用，其直径为 6.5m，副井为通风、提升矸石、运料和人员 25 所用，其直径为 8.0m。主副井都采用料石砌碹支护和混凝土锚喷，其中主井 壁厚为 400mm,副井壁厚为 500mm。详见图 3-8 主井断面图，3-9 副井断面图。 D6500 1600 1800 158 1850 680680 285 285300 2500 2400 5250 155021501550 14501450 图 3-8 主井断面图 26 D8000 5050500500 100 5100 120012001700600 1460 1710 12504601380 32003200 26,5 4800 4960 2850 5500 180180 180 图 3-9 副井断面图 主井井筒：井筒直径 6.5m，净断面面积 33.2m2，掘进断面面积 41.9m2， 井筒深度 505m。井筒内装备一对 16t 刚性罐道立井多绳箕斗 JDG16/1504Y， 采用 2002008.0mm 方形空心型钢罐道，端面布置采用树脂锚杆固定拖架。 副井井筒：井筒直径 8.0m，净断面面积 50.3m2，掘进断面积 63.6m2。井 筒深度 505m，井筒装备两对 1.5t 固定式矿车 900mm 轨距，双层四车刚性立 井多绳罐笼，担负矿井辅助提升任务，兼作进风井筒。井筒内设有钢-玻璃 钢复合材料梯子间，作为矿井安全出口和井筒检修之用，并敷有排水管路三 趟，井下消防洒水管路。另外，井筒还敷设有动力电缆、通讯讯号电缆。 3.4.3 井筒延伸的初步意见 为了保证采区正常接续和均衡生产，本矿井将延伸原主副井，从-420m 水平延伸至-650m 水平。井筒延伸方案主要有以下两种： 方案一：直接延伸原有主副井； 方案二：暗斜井延伸； 通过上述两种方案的优缺点比较，并参照井筒延伸原则及本井田煤层赋 27 存特征，初步决定采用立井延伸方案。 3.5 井底车场及硐室 3.5.1 井底车场形式的确定及论证 井底车场形式的确定应该根据井田地质条件、井型大小、井田开拓方式、 大巷运输方式、地面布置及生产系统等因素来选择。 根据井底车场形式选择的要求以及井底车场形式的选择依据，经分析比 较后，本设计矿井选用环形立式井底车场。 3.5.2 井底车场的布置、存储线路、行车线路布置长度 1存车线长度的确定 确定存车线长度是井底车场设计中的重要问题，如果存车线长度不足